第六章 采煤方法.doc

6 采煤方法6.1采煤工艺方式6.1.1带区煤层特征及地质条件带区所采煤层为4号煤层，其煤层特征：B4煤层为半亮型条带状结构暗煤，位于老山层下部，1.83.99 m，平均3.00m, 煤层倾角平均12。本层属厚煤层，全井田稳定可采，不含或含13层夹石。煤的硬度为23，煤的容重1.50 t/m3。带区平均瓦斯涌出量为43.90 m3/t，瓦斯涌出量较大。煤层具有爆炸性，爆炸指数一般为：2425；煤层易自燃，自然发火期为13个月。正常涌水量为120 m3/h，最大涌水量为200 m3/h。6.1.2采煤方法及其机械化程度的确定根据带区地质条件及煤层特征，本设计矿井可以选择一次采全高高档普采工艺和炮采工艺，它们各有优缺点，下面进行比较：(一)一次采全高高档普采工艺(1)优点：工作面产量和效率高；巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；万吨掘进率低；工作面搬家次数少，节省搬迁费用，增加了生产时间；材料消耗少；(2)缺点：煤炭损失大，对于煤厚采高比大的煤层，一次不能采完；控顶较困难，煤壁容易片帮；采高固定，适应条件单一。(二)炮采工艺(1)优点：巷道掘进较少，减少了巷道的维护工程量，同时生产也相对集中；对地质条件的适应性较强；煤炭损失小；(2)缺点：机械化水平低；人工劳动量大。根据意识分析，结合本矿井的实际情况，煤层平均厚度为3.00 m，倾角平均约12左右，由于本矿井为高瓦斯矿井，底板属于遇水膨胀的泥岩，工作面生产能力较小，机械化程度低，因此采用炮采工艺比较优越。而且本带区煤层中厚，采用炮采工艺开采，能够节省煤层巷道掘进费用和维护费用，经济效果明显。因此，本设计采用爆破采煤工艺开采。6.1.3回采工作面参数的确定(一)工作面长度的确定影响工作面长度的因素有设备、煤层地质条件、瓦斯涌出量及生产技术管理的难度等。设备是影响工作面长度的主要因素之一。我国生产的工作面刮板输送机大都按150200 m的铺设长度设计的。另外，煤层地质条件是影响工作面长度的又一重要因素，地质构造、煤层厚度、倾角、顶板条件都会影响工作面长度的选择。根据以上技术分析和目前我国煤矿实践经验，缓倾斜煤层炮采工作面长度以80120 m较为合理。结合带区条带的整体划分，确定首采带区采煤工作面的长度为100 m。本矿井工作制度采用三八制，每班工作8 h，为了便于管理，拟定正规的作业循环为，两班采煤，每班两个循环，为保证正规循环率不低于97，因此，工作面长度也不宜过长。另外，工作面产量应保证矿井达产。 (6-1)式中：Qt矿井理论日产量，t/d； A矿井设计生产能力，0.6 Mt/a； T矿井年工作天数，330 d。则，t综合以上多种因素，确定工作面长度为100 m，现验算工作面生产能力。 (6-2)式中：N昼夜落煤次数，次； L面长，m； M采高，m； B落煤一次的进度，m； 煤的质量密度，t/m3; C工作面采出率。则，炮采工作面日生产能力：t矿井日产量Q为： (6-3)式中：Q矿井日产量，t； n同时生产工作面的个数，个； Qr工作面日产量，t； 20%掘进出煤系数。则，t.。即该工作面长度能够满足达到矿井设计生产能力的要求。(二)工作面推进方向和推进长度为减少巷道维护工程量以及获得良好的通风效果，工作面采用从边界向大巷推进的后退式开采顺序。根据采矿学的有关论述，带区开采的矿井中分带斜长一般在6001500 m。确定首采带区工作面平均推进长度为800 m。工作面布置两条顺槽：一条皮带顺槽，回风巷；一条轨道顺槽，进风巷。其中每两个工作面共用一条皮带顺槽。顺槽断面均为5 m宽，3.5 m高；工作面两侧靠近工作面的顺槽之间留设15 m煤柱；顺槽之间每隔50 m掘联络巷贯通。工作面配套设备见表6-1所示。表6-1 工作面配套设备表煤电钻单体支柱刮板输送机MZ-12DWX31SGB 630/1506.1.4采煤工作面破煤、装煤方式及相应设备的选择(一)爆破落煤打眼用煤电钻，炮眼深度依据顶板情况、顶梁长度和布置方式而定，一般有0.8 m、1.0 m、1.2 m等；炮眼布置依据煤层厚度、煤质软硬、节理方位以及发育程度而定，选用煤矿硝铵炸药，串联法联线，电雷管引爆。每次起爆的炮眼数目，根据工作面直接定稳定性、输送机能力、安全情况而定。近年来推广毫秒爆破技术，一次多发引爆，缩短了爆破时间；顶板震动次数少，爆破产生的地震波相互干扰和抵消，可以减少对顶板的震动，有利于顶板的管理，大幅度提高了工作面产量。(二)可弯曲刮板输送机运煤爆破装煤、人工装煤和机械装煤三者相互配合。爆破装煤的装煤率可达30%40%。人工装煤劳动强度大。机械装煤种类很多，使用最多的是在输送机煤壁侧装铲煤板，推移工作面时将余煤铲装入输送机。本设计矿井采用的是新型高效炮采工艺方式：采用毫秒爆破与抗炮轰单体液压支柱、双速或大功率刮板输送机，并辅以相应的劳动组织管理。大功率带铲煤板、挡煤板的可弯曲刮板输送机及液压切顶支柱的发展，爆破采煤技术又有了新的发展。爆破装煤中使用了柔性挡煤板，挡煤板依托刮板输送机沿工作面全长布置，其下部通过螺栓弹簧联接装置与铁护板连接，允许在爆破时摆动，上部用链环挂钩与固定在机头、机尾的钢丝绳相连接，以防止挡煤板在爆破落煤时向采空区翻转。破煤相应设备见表6-2所示。表6-2 工作面破煤装备 电钻类型技术特征MZ-12质量(kg)15.25功率(kW)1.2额定电压(V)127额定电流(A)9相数3电机效率(%)79.5电机转速(r/min)2850电钻转速(r/min)640电钻扭矩(N.m)17.6外型尺寸(长宽高 mm)336 318 218隔爆性能隔爆钻孔直径(mm)38456.1.5回采工作面运煤方式及运输设备的选择(一)回采工作面运煤方式回采工作面采出的煤由工作面刮板输送机通过转载机运到皮带运输顺槽的带式输送机，通过溜煤眼运至运输大巷，由煤仓储存，经主斜井运至地面。(二)回采工作面刮板输送机的选择刮板输送机选型原则：刮板输送机一般与采煤机配套使用时，均选用可弯曲自移式刮板输送机。煤质较硬、块度较大时优先选用双边链；较软时选用运输能力大的中单链；煤质有硬有软时，选用中双链。输送机溜槽的结构一般应选用开底式，只有煤层底板较松软时才选用闭底式。综合工作面实际出煤量，配合以上选型的原则，工作面选用国产的SGB-630/150型刮板输送机。表6-3为刮板输送机的技术特征。表6-3 SGB 630/150型刮板输送机技术特征表中部槽外型尺寸(mm)配用电动机数量与功率(台数kW)设计长度(m)刮板输送机形式与圆环链规格宽高长边双链630220150029012018646.1.6工作面支护方式(一)支架选型及布置设计矿井开采的是4号煤层，煤层平均厚度在3.00 m左右。鉴于是采用炮采工艺方式采煤，为了节省成本，再之煤层底板条件差，故采用轻便型的单体液压支柱配合铰接顶梁来支护。下表是支护设备的技术特征表。表6-4 单体液压支柱技术特征表项目型号DWX31最大高度(mm)3150最小高度(mm)1780工作行程(mm)1370工作阻力(kN)250质量(kg)65工作液压(MPa)34.6缸径(mm)100初撑力(KN)108.544.7工作液体中性水(二)支柱支护强度验算(1)由直接顶厚度与采高的比值KM的范围来验算支柱支护强度。 (6-4)式中：为直接顶厚度，其值为8 m。则，2KM5，属于II级顶板，具有周期来压的顶板。根据所选支柱的工作阻力，能都达到所需的要求。(2)验算支护高度根据公式： (6-5) (6-6)式中：H1支柱所需支护的最大高度，mm； H2支柱所需支护的最小高度，mm； M1工作面采煤的最大厚度，3.00 m； M2工作面采煤的最小厚度，2.60 m； B铰接顶梁厚度，0.096 m； A支柱的最小卸载高度，0.05 m； M支柱可能最大插针深度，0.1 m。则， m，m.根据以上计算可知，DWX31型单体液压支柱符合采煤工作面的要求，铰接顶梁用HDJA-1200型。(3)支护密度1)工作面支柱将承受的顶板压力根据公式： (6-7)式中：M煤层采高，使用DWX31型支柱时，取3.00 m，(48)取7； P顶板压力，kN/m2； R顶板岩层平均容重，取2.5 t/m3。则，kN/m22)柱距与排距地确定由于选用HDJA-1200型铰接顶梁，梁长度为1.2 m，即排距已确定1.2 m。柱距可以由下列公式确定： (6-8)式中：P1单体支柱平均工作阻力，250 kN； L1排距； K修正系数，1.0； P单体支柱压力，由上面计算可知，P=525 kN/m2。则， m。根据计算柱距0.3968 m，取0.4 m。因此确定工作面柱距0.4 m，排距1.2 m。根据经验可知，间距不应小于0.5 m，过小的间距不利于行人，故使用HDJA-1000型的铰接顶梁。经计算，采用HDJA-1000型的铰接顶梁之后的间距为0.48 m取0.5 m，排距为1.0 m。采用一梁一柱，正悬臂垂直工作面齐头式布置。(三)顶板管理(1)顶板管理方式的选择根据工作面顶板冒落高度是否小于直接顶厚度。 (6-5)式中：M煤层采高，3.0 m； K直接顶岩层碎胀系数，取1.4。则， 为直接顶厚度，其值为8 m。由此可知，采用全部跨落法管理顶板。(2)顶板管理措施1)采掘工作面支护形式选择合理，支架构件齐全，质量可靠；2)采掘及巷修人员严格遵守“敲帮问顶”制度，严禁敞棚及空帮空顶作业。工作面控顶距不超过规定要求；3)工作面两道靠近工作面10 m范围内应榴双排树加固，1020 m范围榴单边树加固，且班班有人维修，确保两道断面符合规程要求；4)加强支柱初撑力管理，初撑力应达到规程要求；5)采掘工作面在过断层等地质构造带时，要有专门的安全技术措施；6)遇顶板破碎、煤墙松软时，尽量手镐作业。工作面严禁单梁单柱支护。禁止空帮空顶作业，空顶0.2 m 以上必须用扁木接实。同时护顶采用双铁丝网支护，网间搭接要用铁丝穿密实；7)建立和完善顶板监控系统。(四)移架及推溜方式采用交替回撤支柱。回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。6.1.7端头支护及超前支护方式(一)机头、机尾贴帮柱及切顶柱打法及要求机头、机尾分别采用5对10根长3.2 m，与4对8根长2.6 m型花边钢梁，配以DWX31型单体支柱，采用一梁三柱，两道榴树采用铰接顶梁配合DWX31型单体液压支柱，超前榴树，铰接顶梁1.0 m一梁两柱按走向布置，梁间相互铰接，底板垫地梁，双边长20 m单边长30 m，工作面饯棚采用一梁一柱，梁间铰接平行工作面架设。质量要求：钢梁垂直于工作面，正向成对，交替迈步使用，迈步距1.2 m，一梁三柱，每对梁间距为0.4 m。(二)工作面支护工作面采用走向正悬臂梁，一梁一柱，采用DWX31型液压单体支柱及HDJA-1000型金属铰接梁配合使用，护顶材料采用20001500(mm)（长宽）铁丝网联接形成整体配合扁木护顶。(1)轨道运输顺槽的超前支护从煤壁线向外20 m超前支护，为二排支设，离工作面煤柱侧1 m打20 m一排单体柱，柱距1 m；另一侧距煤柱1 m打20 m一排单体柱，柱距1 m。(2)皮带运输顺槽的超前支护从煤壁线向外20 m超前支护，为一排支设，距转载机外侧500 mm左右（人行道侧），柱距1 m。(3)机尾上隅角通风需要，在机尾打木垛留通风通道，木垛紧靠支架，木垛距离不超过3 m，木垛必须用柱帽、木楔背紧。(三)超前支护管理(1)超前支护必须严格按照要求打好、打牢，支柱一定要成一直线；回柱时必须四人以上配合作业，严禁单人进行操作，回柱时必须有专人看护好顶板、煤帮情况，发现有活煤、矸及时处理后方可作业，严格执行先支后回的原则。所有支柱必须戴帽，必须使用规格柱帽。打好柱要上好保险绳并将柱与顶网或钢带用10号铁丝捆紧，以防柱倒伤人。(2)超前支护处满足高不低于1.8 m,宽不低于0.7 m安全出口和运送物料通道。(3)当机组行至工作面两头距巷道15 m以内时，严禁在两头作业，以防甩出大块伤人。当在拉动端头架、推动转载机、拖拉液压管及电缆时严禁在两头作业并撤出人员，以防撞倒柱伤人或其它意外伤人。超前支护工作不能与同一地点其它工作平行作业。(4)在行人巷行走必须走两排柱之间，各种电缆液管必须挂在巷帮不低于2.0 m处，班长安检工必须经常对两巷的煤帮顶板情况检查，发现不安全隐患及时处理；临近工作面的横川内材料必须提前工作面50 m回收，备品备件码放必须距工作面70 m以外。6.1.8采煤工艺(一)工艺过程(1)工作面日循环数矿井设计生产能力0.6 Mt/a，一年按330 d计算，日产量应为：t工作面循环进尺1.2 m，工作面日循环数为： (6-6)式中：L工作面长度，取L=100 m； M煤层厚度，取M=3.00 m； B一个循环的进尺数，1.2 m； 煤的容重，取1.5 t/m3； C工作面回采率，0.95； n同时生产的工作面个数，取n=2。则， 个，取整数2。故工作面的日循环数位2个。验算工作面日产量： t，所以工作面每日2个循环能够满足产量的要求。(2)一个循环所需要的时间循环是指采煤工作面完成落煤、装煤、运煤、支护和处理采空区的周而复始的过程。 (6-7)式中：T1工作面打眼时间，60 min； T2放炮时间，90 min； T3装、运煤时间，240 min； T4支护时间，240 min； T5运料时间，60 min, T6其他时间，30 min。则， min59扭矩(Nm)12.7使用风压(MPa)0.5耗气量(m3/min)3.6使用水压(MPa)0.20.3配气阀形式控制阀推进方式FT-140型注油器FY-200A钻孔直径(mm)3442最大钻深(m)5制造厂家天水风动工具厂(2)施工方法截割与支护单行作业，运煤和运料平行作业。各顺槽断面及支护特征均相同，为锚网索支护，矩形断面。掘进宽度为5.3 m，高为3.65 m，设计掘进断面为19.35 m2，净断面为17.5 m2。1)掘进、临时支护使用气腿式凿岩机按设计要求掘进出巷道轮廓，然后掘进顶帮危煤，人工窜前探梁，在前探梁上铺金属网，网下放置钢带，用木鞋、木刹把前探梁与顶板刹实，并使钢带紧贴顶板，同时挂好帮网。2)出煤、打注顶部锚杆，打注两帮上部锚杆凿岩机出煤后，用单体锚杆钻机打顶部锚杆、清孔，将锚固剂装入孔中，并用穿好托盘的锚杆慢慢将锚固剂推入孔底。锚杆外端通过螺帽、连接套与单体锚杆钻机连接，开动钻机搅拌锚固剂，边搅拌边推进，直至将锚杆推入孔底，停机20 s，继续开动钻机紧固螺帽，直至将螺帽上的阻尼片打掉、塑料垫圈压扁挤坏，达到设计预紧力后，撤下钻具，进入下一循环。打注顶部锚杆的同时，用风煤钻打两帮上部的锚杆孔、清孔，然后将锚固剂装入孔中，并用穿好托盘的锚杆慢慢将锚固剂推入孔底。锚杆外端通过螺帽、连接套与钻具连接，开动钻具搅拌锚固剂，边搅拌边推进，直至将锚杆推入孔底，停机20 s，紧固锚杆螺帽，将螺帽上的阻尼片打掉、塑料垫圈压扁挤坏，达到设计预紧力后，撤下钻具，进入下一循环。3)打注两帮下部锚杆打注两帮下部锚杆和打注两帮上部锚杆的方法一样。两帮下部第四根锚杆可滞后迎头四排钢带打注。4)锚索打注方法用锚杆钻机钻孔、清孔，将一块CK2550，两块Z2570药卷放入孔中，用锚索将药卷缓缓推入孔底，用锚索连接套将锚索连接，把连接套插入锚杆钻机套头中开动锚杆钻机搅拌锚固剂，边搅拌边推进，直至将锚索推入孔底，停机20 s，然后撤下锚杆钻机。锚索打注10 min后，对锚索上专用托盘、预应力垫片、锁具；然后涨拉预紧。(3)注意事项1)每班一个循环，一个循环1.2 m；2)修整顶及两帮时要注意观察顶板情况；3)掘进时采用分层、由下而上掘进出煤。(三)巷道支护区段平巷的断面能够满足通风和安装综采设备的要求，运输和回风平巷均为矩形断面，运输断面宽4.5 m,高3.1 m，回风断面宽4.5 m，高3.0 m,采用锚杆锚索支护。沿煤层底板取直或分段取直,留5的坡度，以利矿车运输和方便排水。(1)顶板支护锚杆形式和规格：杆体为20#左旋无纵筋高强度螺纹钢锚杆，长度2.2米，杆尾螺纹为 M22，规格型号20# M222200。锚固